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1.
电子级Co3O4制备方法及其进展   总被引:2,自引:0,他引:2  
周健  宁顺明  习小明 《矿冶工程》2005,25(2):39-42,45
介绍了Co3O4的市场需求、常用的Co3O4制备方法、Co3O4的研究与生产现状,并简要说明了国内产品与国外产品之间的差距。  相似文献   
2.
采用还原氨浸法对高锰氢氧化镍钴原料中的镍钴进行了选择性浸出研究。采用NH3·H2O-NH4HCO3浸出体系, 引入水合肼作还原剂, 可有效实现镍钴的选择性浸出, 原料中的锰不被浸出而富集成为高锰渣。在ρ(CO2)T=35~40 g/L, ρ(NH3)T=110~120 g/L, 还原剂85% N2H4·H2O溶液用量为原料中钴元素摩尔含量的2倍, 液固比为15 mL/g, 室温下浸出3 h, 保温陈化2 h的条件下, 镍钴浸出率分别达到98.75%和92.71%, 约99%的锰进入浸出渣中。  相似文献   
3.
离子交换树脂吸附钒的动力学研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
研究了不同树脂对钒的吸附能力, 并分析在低酸条件下钒的赋存状态。对吸附数据进行模型拟合, 同时用动边界模型对离子交换过程进行了描述。结果表明, D301树脂对钒吸附能力较强, 在pH<2.5时, 钒存在阴阳离子状态平衡。D301树脂对钒的吸附为吸热过程, 吸附等温线同时较好的符合Langmuir和Freundlich经验式。离子交换过程的控制步骤为颗粒扩散控制。  相似文献   
4.
高镁锂比盐湖卤水镁锂分离工艺   总被引:1,自引:0,他引:1  
以酸化提硼后卤水为原料, 采用饱和氯化钾溶液作为沉镁剂, 使用三步结晶法进行了沉淀镁并富集锂的研究。结果表明, 通过3段蒸发结晶析出光卤石, 可以有效地实现镁锂分离:添加95%理论用量的氯化钾可以把原卤水中的镁锂质量比由10.1∶1降低到0.39∶1, 锂在滤液中总回收率为77.90%, 并使锂浓度从10 g/L富集到49.30 g/L。  相似文献   
5.
采用化学分析、物相分析、价态分析等分析测试手段,对甘肃酒泉某石煤矿中钒的赋存状态进行研究,并通过原矿直接酸浸和空白焙烧后酸浸的方法来研究矿石中钒的赋存状态与转浸率的关系。在确定矿石中钒的赋存状态的基础上,结合溶液中钒含量及其他杂质含量分析,确定了该石煤矿的提钒工艺过程。结果表明,该石煤矿中钒主要分布于云母类矿物和铁铝氧化物中,少量分布于难溶性硅酸盐矿物和炭质物中,前两者所占矿石中钒含量的比例分别为64.44%和27.78%,总计92.22%。通过采用原矿破碎、空白焙烧、稀硫酸浸出,可使矿石中V2O5浸出率最高可达90.2%,浸出液经D301弱碱性阴离子交换树脂吸附、解吸后、对解吸液进行脱磷脱硅净化、弱碱性铵盐沉钒、煅烧分解处理,可得到质量分数为99.4%的V2O5粉状产品,过程中吸附率为98.5%、解吸率为99.0%、净化回收率为98.2%、钒沉淀率为99.0%,全流程V2O5回收率为85.5%。  相似文献   
6.
熔盐净化-电解法制备高纯铟   总被引:7,自引:0,他引:7  
为研究成熟、可靠的5N高纯铟生产技术,以4N精铟为原料,采用熔盐净化-电解法制备出5N高纯铟.熔盐净化的反应温度为200~220℃,反应时间约2h,实验中I2和KI用量为理论用量的5~10倍; 电解工艺要点为: 以除镉后的4N金属铟熔铸成阳极,以纯钛板为阴极,电解液采用硫酸铟体系,其中In2 浓度为60~80g/L、NaCl 60~80g/L、明胶1g/L、pH值为2.0~2.8,电解过程中控制槽电压为0.2V左右、温度20~30℃、电流密度40~70mA/cm2,同时采取措施防止其它杂质离子的污染,即可制备出5N高纯铟产品,而且工艺流程简单、条件容易控制.  相似文献   
7.
印尼某含镍红土矿属低镁褐铁矿型,镍主要赋存于褐铁矿中。研究了采用还原焙烧-氨浸、直接氨浸、加压酸浸、直接酸浸—沉矾除铁等工艺从红土矿中浸出镍和钴。结果表明:采用氨浸工艺,镍、钴浸出率较低;采用直接酸浸—沉矾除铁工艺,镍、钴浸出率均在80%~90%,而且浸出矿浆的过滤性能良好;采用加压酸浸工艺,镍、钴浸出率在90%以上。  相似文献   
8.
从黄钾铁矾渣中回收锌铟   总被引:20,自引:3,他引:20  
由黄钾铁矾渣在焙解过程的化学变化,确定回收锌铟的适宜焙解温度为421.5~670℃。实验表明黄钾铁矾渣中铁酸锌转化为可溶硫酸锌的转化率随焙解温度升高而增加,可浸出的铟由焙解温度和时间决定。当温度为560~620℃、时间为30~10min时,锌的浸出率为80%、铟为90%。  相似文献   
9.
某石煤矿浓酸熟化两段逆流浸出钒的研究   总被引:1,自引:1,他引:0       下载免费PDF全文
以湖南岳阳某石煤钒矿为原料,对其进行了浓酸熟化处理和两段逆流浸出提钒研究。结果表明,首先在硫酸加入量26%、物料粒度-2.0mm、熟化温度150℃、熟化时间3.5h条件下进行熟化,熟化料随后在常温下按液固比1.5∶1进行两段逆流浸出,每段浸出时间为3.0h,矿石中钒总浸出率可达94%左右,该流程具有无焙烧烟尘污染、钒浸出率高、工艺流程简单等优点。  相似文献   
10.
以硫酸锌溶液为研究对象, 研究了氧化铋脱除硫酸锌溶液中氯的工艺条件, 结果表明, 较佳的工艺条件为;pH值约2.0, 50 ℃, 氧化铋用量为理论计算值的1.5倍, 反应时间2 h, 此条件下除氯后溶液中Cl含量为0.28 g/L, Bi含量为0.96 mg/L。同时研究了氯氧铋转化的工艺参数条件, 较佳的工艺条件为;NaOH用量为计算值2倍当量, 初始碱浓度1 mol/L, 反应时间4 h, 常温, 在此条件下可达到转化率93.97%、余铋浓度约2.35 mg/L的较好转化效果。进行了6周期工业实验, 与模似实验结果重现性好。本工艺操作简单, 能有效降低硫酸锌溶液中氯的浓度, 且铋损失较小。  相似文献   
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